1工作面瓦斯综合治理设计方案121210.docx

1、1工作面瓦斯综合治理设计方案12121012090工作面瓦斯综合治理设计方案编制单位：通 风 科编 制 人：科 长：2012-12-1012090工作面瓦斯综合治理设计方案会审签名表采煤一队： 年 月 日抽 放 队： 年 月 日通 风 科： 年 月 日地 测 科： 年 月 日调 度 室： 年 月 日机 电 科： 年 月 日生 产 科： 年 月 日安 检 科： 年 月 日通风副总： 年 月 日 总工程师： 年 月 日生产经理： 年 月 日总 经 理： 年 月 日会 审 意 见12090工作面瓦斯综合治理设计方案第一章 12090工作面概况12090工作面于2012年9月开始掘进，计划2013年5

2、月上旬掘进结束。工作面开采煤层为二1煤层，为12采区上山第十个工作面。该工作面东临11采区未采区，西临14采区保护煤柱，南临12071工作面采空区。12090工作面平面布置图见图一：12090工作面平面布置图。上巷设计长度为893m，下巷设计长度为912m，切眼设计长度153m。地表无水体、少量建筑物；地面标高+42+76m，工作面标高-75-110m，平均埋深455m。平均煤厚4.5m，煤炭工业储量77.9万t。图一：12090工作面平面布置图工作面上巷巷道可采长度790m，采用下宽6.9m U36可缩性三心拱支架喷浆联合支护，棚距0.5m，下净宽6.9m，净高3.5m，断面19。下巷巷道可

3、采长度790m，采用下宽6.9m U36可缩性三心拱支架喷浆联合支护，棚距0.5m，下净宽6.9m，净高3.5m，断面19。断面图见图二：12090工作面上、下巷巷道支护断面图。图二：12090工作面上、下巷巷道支护断面图第二章 瓦斯地质概况一、工作面顶、底板岩性顶底板名称岩石类别厚度岩性顶板基本顶大占砂岩312.1m深灰色灰黑色成分石英为主泥质胶结厚层状局部微砂质泥岩直接顶砂质泥岩410.9m平均7.4m深灰灰黑色中厚层状含云母片及炭质局部砂质泥岩含植物化石伪顶泥质或砂质泥岩0.53m 平均1.7m黑色，松软破碎易跨落、易污手底板直接底泥岩或砂质泥岩02.6m黑色灰黑色薄层状含炭质和植物化石

4、，起伏较大，将来对回采可能会产生影响基本底砂质泥岩或细砂岩3.18.3m灰黑色灰色含黄铁矿结核及泥质条带可见大量黄铁矿结核和菱铁矿结核。见图三：12090工作面煤岩层柱状图。二、地质构造该工作面范围内岩层总体上为单斜构造，倾向北稍偏西，倾角在10左右。根据现有地质资料，该工作面内无大的构造，但顶底板起伏较大，对掘进进度会产生一定的影响。三、水文地质根据12071工作面回采情况及现有实测资料，12采区东翼二1煤层顶板砂岩裂隙含水层不发育，富水性较小，12090上巷距原11131工作面上巷4m，该巷掘进过程中上帮550m、580m、745m三处出现淋水现象，均为老巷积水，涌水量2.0m/h左右。预

5、计最大涌水量10m3/h。四、煤层情况煤层为山西组二1煤层，黑色，粉沫状或块状，煤厚约0.614.7m，平均煤厚4.5m，局部有夹矸，倾角812，平均在10左右（附煤层柱状图）。图三：12090工作面煤岩层柱状图五、煤质煤质情况：煤质指标根据公司煤质科在工作面运输、上巷及切眼所采取煤样化验结果，求其平均值所得。t: 11.75 ，d: 37.47，daf: 42.51，ST: 0.36六、瓦斯、煤尘和自燃发火情况根据河南理工大学2011年7月编制的二1煤层瓦斯基本参数测定报告，12090工作面瓦斯基本参数如下：测定地点原煤瓦斯含量（m/t）坚固性系数（f）放散初速度p瓦斯压力（MPa）吸附常数

6、孔隙率K（m/m）真密度（t/m）视密度（t/m）a(m/t)b(MPa1)12090工作面4.32（最大值）0.17100.2126.4800.9395.231.721.63煤尘：煤尘无爆炸危险性。自燃发火：煤层为不易自燃煤层。第三章 12090工作面危险源辨识一、瓦斯涌出量预测我公司属于高瓦斯矿井，11采区下山该区域随煤层埋藏深度变化瓦斯含量的增加并不明显。1、本煤层瓦斯涌出量预测（1）掘进工作面瓦斯涌出量预测：根据11131下巷掘进期间瓦斯涌出量为0.8m/min，据此预测12090工作面掘进期间瓦斯涌出量为0.8m/min。（2）回采工作面瓦斯涌出量预测：回采工作面瓦斯涌出量预测按瓦斯

7、含量计算工作面的瓦斯绝对涌出量，其计算如下：qQA/（2460）式中 q二1煤层回采工作面瓦斯涌出量，m/minA工作面日产量，t；取2000 Q开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量，m/t Q= K1K2 (XXc) m/m0其中： K1围岩瓦斯涌出系数，取1.2K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，K21/，为工作面回采率，取0.95；m煤层厚度，m；取4m0煤层开采厚度，m；取3X煤的原始瓦斯含量，m/t，取最大值：4.32Xc煤的残存瓦斯含量（运至地面），m/t，取1.10 代入计算公式q7.52m/min故12090采面回采期间最大绝对瓦斯涌出量为7.52m/min。二、瓦斯事故危险源辨识回采期间，

8、最大绝对瓦斯涌出量为7.52 m/min，只通过风排不可以解决瓦斯问题，会引起瓦斯积聚，造成瓦斯超限等事故。三、煤尘事故危险源辨识在回采过程中的诸多环节都会产生煤尘，我公司二1煤层煤尘无爆炸危险性，不会引起煤尘爆炸，但若煤尘浓度超标时，会引起尘肺病。四、火灾危险源辨识二1煤层为不易自燃煤层，无煤层自燃引起火灾的危险性，但回采过程中，在放炮、供电、打钻、运输等方面，如果管理不善，可能会引起外因火灾事故。五、水灾危险源辨识根据11131工作面回采情况及现有实测资料， 11采区下山东翼二1煤层顶板砂岩裂隙含水层不发育，富水性较小，12090上巷距原11131工作面下巷4m，该巷掘进过程中上帮550m

9、、580m、745m三处出现淋水现象，均为老巷积水，涌水量2.0m/h左右。预计12090工作面回采过程中正常涌水量为3m/h，最大涌水量为10m/h。六、机电事故危险源辨识在生产作业过程中，由于管理不善，井下电气设备会失爆，若有瓦斯积聚可能会引起瓦斯爆炸事故；同时电气设备会因过载、漏电或带电检修，造成人身触电事故。七、顶板事故危险源辨识在回采期间，由于管理不善或地质因素影响，可能会发生冒顶事故。第四章 工作面安全生产系统一、通风系统（一）掘进通风系统12090工作面上下巷在掘进期间均采用压入式通风，在巷道进风侧建造风门，回风流经回风联络巷进入总回风。1、通风线路(1)12090工作面上巷进风

10、：地面主、副井东大巷11采区轨道下山12090工作面上巷车场12090上巷工作面。回风：工作面12090上巷12090工作面回风联络巷11采区回风下山11采区回风上山11采区回风斜井地面。(2)12090工作面下巷进风：地面主、副井东大巷11采区轨道下山12090工作面下巷车场12090下巷工作面。回风：工作面12090下巷12090工作面回风联络巷11采区回风下山11采区回风上山11采区回风斜井地面。2、局扇选型：（1）按掘进巷道的绝对瓦斯涌出量计算：Q掘=100Q瓦K =1000.81.5 =180 m/minQ瓦采用12090工作面两巷掘进期间预测瓦斯绝对涌出量m/min。取0.8K通风

11、不均衡系数，取1.5。（2）同时放炮的最大炸药用量计算Q掘=25A=2510.8=270 m/minA一次爆破的最大装药量，kg，A=10.8kg。（3）工作面最多人数计算工作面交接班时人数最多为40人，每人每分钟需风量为4m，则Q掘=4N=440=160m/min（4）按局扇实际吸风量选风机FBD6.7(237KW)局扇实际吸风量为410700m/min，风筒直径为800mm。（5）风速验算按煤矿安全规程规定，巷道风速必须满足以下要求：即：Vmin0.25 m/s，Vmax4 m/s，Smin12.4 ，Smax17.2 ，则： Vmin=410/(6017.2)=0.40 m/sVmax=

12、700/(6012.4)=0.94m/s结果：0.25 m/s V 4 m/s，根据计算结果，该掘进工作面应选两台FBD6.7(237KW)局扇供风，均可满足要求。（二）工作面通风系统12090工作面采用下巷进风，上巷回风的全负压上行通风方式。通风系统图见图四：12090回采工作面通风系统图。1、通风线路：进风：地面主、副井东大巷11采区轨道下山12090工作面下巷车场12090下巷工作面。回风：工作面12090上巷12090工作面回风联络巷11采区回风下山11采区回风上山11采区回风斜井地面。2、工作面风量计算：（1）按工作面的绝对瓦斯涌出量计算：Q采=QK/c=1.27.52/0.8% =

13、1128 m/minQ采-采面供风量 m/min。Q-生产期间瓦斯绝对涌出量m/min，取7.52K-采面瓦斯涌出不均衡系数，取为1.2C-工作面最高允许瓦斯浓度0.8（2）工作面最多人数计算：Q采=4N=4120=480 m/minN-工作面交接班时最多人数，取120人。（3）按工作面温度计算：60VSK601.311.371.2=1064.2m/min当t22时，V取1.3m/s（4）风速验算Q采min=VminS =0.256011.37=170.5m/minQ采max=VmaxS =46011.37=2728.8 m/min根据计算满足Q采min Q采=1128m/min Q采max

14、计算结果符合煤矿安全规程之规定，故采面风量定为1128m/min3、风门的位置及数量在12090工作面上巷车场安装一组正反向风门，由两道正向风门和两道反向风门组成，见回采工作面通风系统图。图四：12090回采工作面通风系统图二、监测系统（一）掘进监测系统1、安全监测设备KJ70N型监测系统布置在地面调度室中心机房，KJF31型分站一台，布置于11采区轨道下山13#变电所。2、探头位置(T1)距掘进正头不超过5m，(T2)距回风巷口1015m。悬吊位置距顶不大于300mm，距帮不小于200mm。3、报警断电点：报警点: T1、 T2均为 0.8%； 断电点: T1、 T2均为 0.8%；复电点：

15、T1、 T2均为0.8%。4、断电范围：(T1)、(T2)断电范围均为本巷道内所有非本质安全型电器设备。（二）回采监测系统1、安全监测设备KJ70N型监测系统布置在地面调度室中心机房，KJF31型分站一台，布置于11采区轨道下山13#变电所。见图五：12090回采工作面监测系统布置示意图2、瓦斯传感器位置T1位于工作面上隅角，距放顶线不大于800mm；T2位于工作面回风流，距工作面安全出口510m；T3位于工作面回风流，距回风口侧1015m。悬吊位置距顶不大于300mm，距帮不小于200mm。3、报警断电点：报警点: T1、T2、T3均为0.8%；断电点: T1、T2、T3均为0.8%；复电点

16、：T1、 T2、T3均为0.8%。4、断电范围：(T1)、(T2)、(T3)断电范围均为工作面内及上巷内所有非本质安全型电器设备。图五：12090回采工作面监测系统布置示意图三、防尘系统（一）掘进期间1、掘进时必须按防尘要求安设防尘管路，并要直达掘进工作面。防尘管路每50m必须安设一个三通，管路吊挂平直，吊挂间距不超过5m。2、掘进时必须使用湿式打眼，否则应有灭尘措施。装药时，必须使用水炮泥，放炮前后必须喷雾洒水，装煤时必须洒水灭尘。3、掘进时按规定安设两道喷雾装置，第一道距工作面正头不超过30m，第二道距工作面正头不超过50m，喷雾装置要操作灵活，雾化好，封闭全断面。4、防尘设备要指定专人维

17、护和管理，不准随意拆除。5、放炮前后，距掘进工作面30m范围内巷道要全断面进行冲刷。6、每天要对巷道的煤尘进行清扫，工作面人员要佩带防尘口罩。7、在掘进巷道内安设一组隔爆水棚，水棚距正头间距60200m，水量不小于200L，水袋总数不少于60个，棚间距1.2m，安设后要经常加水、维护，确保水量充足。（二）回采期间1、管路直径为75mm钢管，铺设到上下安全出口，三通阀门上下巷均为50m一个。2、下巷内设置两道全断面水幕，第一道水幕在采煤工作面下巷口向里10-15m范围内，第二道水幕在采煤工作面下巷安全出口以外30m范围内。上巷内至少设置三道全断面水幕，第一道水幕在上巷安全出口以外30m范围内，第

18、二道水幕与第一道水幕间距不得大于20m，第三道水幕在工作面回风联络巷口下风侧10-15m范围内。3、采煤机必须有内外喷雾装置，雾化程度好，并坚持正常使用，放顶煤时放煤口必须喷雾洒水，否则不得放煤。4、工作面及上下安全出口10m范围内的煤尘，由生产单位负责清扫冲尘，以外巷道定期冲刷。5、机组司机、移架工、放煤工、拐头工等所有接尘人员应佩戴防尘口罩。6、工作面上、下巷必须安设辅助隔爆水棚，用水量按巷道断面计算，不小于200L/，水棚排距1.23m，棚区长度20m。安装地点距离工作面60200m。安设后要经常加水、维护，确保水量充足。7、工作面浅孔抽放孔及卸压带深孔钻孔经过抽放后，钻孔内瓦斯浓度低于

19、3%时，停止抽放，利用废旧钻孔向煤层注水。四、供电系统（一）掘进期间（1）12090下巷：由井下中央变电所动力变压器13#变电所12090下巷机电设备和动力风机。（2）12090上巷：由井下中央变电所动力变压器13#变电所12090上巷机电设备和动力风机。2、风机专用线：（1）13#变电所12090工作面下巷专用风机。（2）13#变电所12090工作面上巷专用风机3、供电系统要求：实现双风机、双电源、自动倒台、风电、瓦斯电闭锁。供电线路及设备做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”。 4、电气设备及电缆安装要求按照要求，实现标准化。 （二）回采期间该工作面采用远距离供电方式，主要

20、设备均采用1140V电压等级，采用两台KBSGZY1250/1140移动变电站和一台KBSGZY500/1140移动变电站（专供乳化液泵）供电，工作面供电系统：11采区集中变电所工作面及上下巷各用电点，详见供电系统图。附图七：12090工作面上巷供电系统图图七：12090工作面上巷供电系统图五、生产系统（一）掘进系统1、施工工艺12090工作面上、下巷设计沿二1煤层底板掘进，为全煤巷。采用全断面一次掘进。皮带输送机和刮板输送机运输。2、运输系统（1）12090上巷：正头采用EBZ-160综掘机掘进SSJ320S皮带输送机11采区皮带下山11采区煤仓吨车井下大煤仓主井升井。（2）12090皮带顺

21、槽：正头采用爆破落煤，通过人工装煤入SGW-40T刮板输送机SSJ320S皮带输送机11采区皮带上山11采区煤仓吨车井下煤仓主井升井。（二）回采系统1、回采工艺12090工作面采用走向长壁综采放顶煤采煤方法回采。2、运输系统工作面采用MG200/530-WD1采煤机落煤并旋入前部SGZ764/500中心双链刮板机SZZ764/250型巷道转载机下巷SSJ320S皮带输送机11采区皮带下山11采区煤仓吨车井下煤仓主井升井。六、压风自救系统压风自救系统由地面压风机房通过159mm压风管向井下供风。（一）掘进期间压风自救系统在距掘进工作面正头2540m的巷道内及放炮地点，各安装一组（4个压风自救箱）

22、随着巷道的掘进，每隔50米安装一组（5个）压风自救装置。压缩空气供给量，每人不得少于0.1m/min。压风自救系统由使用单位进行安装和管理。（二）回采期间压风自救系统回采工作面上巷在距采面上安全出口以外2540m范围内设置1组压风自救箱，压风自救箱个数为6个；向外每隔50m及有人固定作业地点安装一组压风自救装置；下巷在距采面下安全出口以外50100m范围内设置一组压风自救箱，压风自救箱个数为6个。见图八：12090工作面压风自救系统图。图八：12090工作面压风自救系统图第五章 12090工作面回采期间瓦斯综合治理方案一、瓦斯综合治理方案（一）瓦斯抽放的必要性1、掘进期间根据11131下巷掘进

23、期间瓦斯涌出量为0.8m/min，据此预测12090工作面掘进期间瓦斯涌出量为0.8m/min。无瓦斯抽放必要性2、回采期间当一个矿井或采区（工作面）的绝对瓦斯涌出量大于通风所允许稀释的瓦斯涌出量时，就需要考虑瓦斯抽放。在此状况下，抽放瓦斯的必要性指标为：式中 q回采工作面绝对瓦斯涌出量，m/min；通风能力可以排除的绝对瓦斯涌出量，m/min；V回采工作面允许的最大风速，m/s，按煤矿安全规程规定最高风速为4 m/s，结合当前配风状况的实际情况，取1.76m/s；S风流通过的最小巷道断面，采煤机采煤高度2.6m，平均控顶距为4.9m，工作面平均断面面积取11.37；C工作面风流最大瓦斯浓度，

24、取0.4%；K矿井或采区（工作面）瓦斯涌出不均衡系数，K=1.21.7，取1.2。经过计算， =4.0m/min，而12090工作面绝对瓦斯涌出量预测为7.52m/min。小于预测的瓦斯涌出量值。12090工作面的设计配风量为1200m/min。由此说明，采用通风方法解决工作面瓦斯涌出基本上是不可行的，必须采取瓦斯抽放措施。在未来的生产进程中需要抽放的最大瓦斯量为：3.52m/min。（二）瓦斯来源的分析根据历年来瓦斯等级鉴定：矿井瓦斯主要来源于采掘工作面生产过程中，特别在回采中的涌出量占矿井瓦斯来源的主要成份，采煤工作面上隅角容易致使瓦斯积聚；随着煤层采动的影响，回采工作面周期来压时，采空区

25、的瓦斯涌出造成工作面瓦斯涌出量也会大大增加。在掘进过程中，12090工作面上下巷绝对瓦斯涌出量为0.8m/min；切眼贯通后，工作面绝对瓦斯涌出量为1.3m/min；正常生产期间工作面煤壁绝对瓦斯涌出量为1.3m/min；经过割煤机割煤落至溜子上时，绝对瓦斯涌出量为3.9m/min；后溜放煤时，采空区绝对瓦斯涌出量为2.85m/min。在生产过程中，由于“三软”煤层特性，采空区瓦斯不断从工作面中溢出。（三）瓦斯综合治理方案的确定矿井生产为单一煤层开采状态，没有邻近层。根据河南理工大学2011年7月编制的二1煤层瓦斯基本参数测定报告：“该区域随煤层埋藏深度变化瓦斯含量的增加并不明显。因此，11采

26、区下山在开采标高为-140m以上范围内二1煤层的瓦斯含量变化不会太大。但是，由于历史资料显示，二1煤层瓦斯含量受局部地质构造影响较大，故在煤层开采过程中应特别注意地质构造变化引起局部瓦斯的异常变化情况。”目前回采工作面上隅角瓦斯浓度偏高及2010年建立11131工作面井下移动瓦斯抽放系统的成功实践，下阶段瓦斯抽放的重点仍应该以有效排除采空区内卸压瓦斯为主。为减轻工作面周期来压时造成瓦斯涌出量大大增加，先一步对工作面进行本煤层卸压带斜交长钻孔抽放及工作面煤壁浅孔抽放，降低煤层瓦斯含量，减少瓦斯涌出量。综合以上分析，根据我公司12090工作面瓦斯地质实际情况，结合义煤集团公司瓦斯综合治理要求，最后

27、初步确定12090综采工作面的瓦斯抽放方案为：回采工作面上巷低位钻场高位钻孔抽放；上隅角预留空间插、埋管抽放；上、下巷本煤层卸压带深孔斜交钻孔抽放；工作面煤壁浅孔抽放。（1）低位钻场高位钻孔抽放、钻孔布置的初期设计该方法要求钻孔终孔应处在冒落带的上方，以捕集处于冒落破坏带及裂隙带中的上部卸压层（离层裂隙带）涌向采空区中的瓦斯。其中冒落带高度经验计算公式如下：其中：M为工作面煤层采高，采高为3.0m经计算冒落带高度为：8-13m，根据煤层顶板坚硬性系数越小，则冒落带高度越高的规律，冒落带离底板高度取13m；既距顶板法距10m高的层位是钻孔终孔布置层位。在上巷距离工作面上安全出口60m处施工1号低

28、位钻场，并在1号低位钻场后每隔50m施工一个低位钻场，待切眼推至1号钻场10m处，1号钻场停止使用，开始启用2号钻场，以此类推。附图九：低位钻场高位钻孔抽放侧视及俯视图。图九：低位钻场高位钻孔抽放侧视及俯视图钻场规格：深4m，宽度4m，高度3m，在钻场内布置一排高位钻孔（共5个），钻孔孔径75mm，孔深为6163m，终孔位置在煤层上方距离顶板10m处，终孔间距为5m，具体参数见表1-1、1-2；在距上安全出口60m处做1号钻场，钻孔参数表1-1：钻孔编号水平角仰角孔深108.9061.0m23.218.0361.0m37.387.5261.5m411.486.1862.0m515.485.24

29、63.0m在距1号钻场50m处做2号钻场，钻孔参数表1-2：钻孔编号水平角仰角孔深108.9061.0m23.218.0361.0m37.387.5261.5m411.486.1862.0m515.485.2463.0m低位钻场内钻孔开孔位置如图十所示：图十：低位钻场内钻孔开孔位置 （单位：cm）钻孔施工完毕后，采用聚氨脂与布条封孔，封孔长度不少于8m，封孔后立即联管抽放，并安装孔板流量计、放水箱及阀门。（2）上隅角预留空间插、埋管抽放标准：1、2号管距顶板10cm，3号管距顶板25cm，水平距上帮30cm。1号管一直保持在新近预留的空间里45cm长；2号管口一直在上一个空间里留45cm长，并在新近预留的空间里，管子下部开若干小口。第一个空间形成后，1、2号管都在这个空间内，第二个空间形成后，1号管在第二个空间内，2号管同时在两个空间内埋设；第三个空间形成后，1号管充当2号管，2号管充当1号管。以此类推，每隔两个空间的形成，1、2号管轮替埋入两个空间。3号管留在每个空间里120cm长且在此位置上管子下方开若干小口，管子头